综采工作面末采回撤通道围岩变形控制研究

张 杰，陈 诚，甄 泽，王 斌，白文勇，何义峰

(1.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054；2.教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西 西安 710054；3.榆林市杨伙盘煤矿，陕西 榆林 719300)

综采工作面在回采完成后，确保回撤通道围岩的稳定是实现工作面设备安全、快速回撤的重要保证[1，2]。在神东矿区，通常采用预掘回撤通道的方式以实现工作面设备顺利回撤，该种施工方式巷道不受采动影响，初始支护质量高，可以和工作面采煤同时进行，能够大量节省工作面设备的搬家时间，达到快速搬家的目的[3，4]。根据以往类似生产实践，当回撤通道围岩支护强度不足时，巷道会出现片帮、顶板下沉等现象，给综采设备回撤带来一定的危险性，从而严重影响工程进度和工作面的接替工作。因此，众多学者一直以来致力于回撤通道支护技术研究，并取得了许多宝贵的理论和技术研究成果。张延明[5]通过分析巷道支护原理，采用锚网索一次支护、顶板注浆加固、打设木垛二次支护技术，解决了回撤通道支护的困难。刘加旺[6]等通过对综采面收尾和回撤阶段矿压数据进行分析，从而掌握顶板岩层运动及矿压显现特征，进一步优化回撤巷的支护参数。赵军[7]以某矿预掘大断面回撤通道为例，应用有限差分数值计算软件模拟了工作面与回撤通道不同距离时围岩变形与破坏的特征，证明在锚杆、锚索联合支护的基础上，再采用垛式支架加强支护是比较适合回撤通道的支护形式。本文以韩家湾煤矿3304工作面回撤通道围岩合理控制为研究课题，分别采用现场监测、理论分析及数值计算的方法，分析了回撤通道围岩的变形特征，并结合现场实际生产条件选取最合理的支护方案，最终达到工作面安全、高效回撤的目的。

1 工作面概况

韩家湾煤矿3304工作面为3-1煤的第四个回采工作面，采用预掘单回撤通道[8，9]的方式进行搬家倒面工作，其工作面上部为2-2煤三盘区采空区，北临3303综采工作面采空区，南接3401备采工作面，东临井田边界，西临3-1煤西翼大巷。工作面宽258m，煤层埋深155m，煤层平均厚度为2.7m，结构简单，倾角约1.5°。该工作面直接顶由粉砂岩组成，厚度为1.5m；老顶主要由细粒砂岩组成，以石英、长石为主，粉砂岩纹层，厚度为30.1m；直接底由粉砂岩组成，厚度为3.5m。煤岩层柱状图如图1所示。

图1 煤岩层柱状图

2 预掘回撤通道围岩变形监测分析

2.1 回撤通道围岩松动圈监测方案

为更好地监测3304工作面在末采期回撤通道的围岩变形量，根据松动圈支护理论[10]，在回撤通道布置窥视测站。本次监测设备采用CXK12矿用本安型钻孔成像仪，通过视频采集围岩变形情况，从而进行定量分析围岩的稳定性。回撤通道窥视孔测站布置如图2所示，在距离运输巷和回风巷30m位置分别布置C1和C3测站，在巷道中部布置C2测站，每个测站分别设计3个钻孔，顶板孔深7000mm，两帮孔深2000mm，测孔直径均为42mm。

图2 回撤巷窥视孔测点布置

2.2 围岩松动圈监测结果分析

1)当工作面距回撤通道42m位置时，根据现场的实际施工情况及围岩的稳定性，通过窥视仪对测点的探测截取下列异常图片进行围岩稳定性分析。在此处，由于回撤通道受工作面开采扰动[11，12]较小，巷道两帮及顶板围岩稳定性相对较好。观测结果得出：回撤通道右帮松动圈范围为0.2～0.5m左右；巷道左帮由于受到工作面开采扰动的影响，围岩松动圈范围在0.6～0.8m左右；巷道顶板由于受到覆岩运动的影响，C1测点观测得到巷道顶板松动圈范围为2.1～3.3m，裂隙呈纵向发育。C1测站顶板松动圈测试结果如图3所示。

图3 C1测站顶板松动圈测试结果

2)随着工作面的不断推进，当工作面距离回撤通道15m位置时，工作面顶板出现淋水现象，积水排入回风巷，从而对回撤通道造成影响。C1测站围岩松动圈观测结果得出：巷道左帮松动范围为0.2～1.4m左右，纵向延伸裂隙发育较明显，同时孔壁局部出现破碎面；巷道右帮松动范围为0～0.6m左右，相比左帮围岩较完整，稳定性较好；顶板松动圈范围为0～4.5m，相比42m位置时，松动范围扩大了1.2m。C1测站左帮松动圈测试结果如图4所示。

图4 C1测站左帮松动圈测试结果

2.3 巷道表面位移监测结果分析

为充分掌握回撤通道在末采过程中的围岩破坏情况，以及采用的支护方案是否合理。现需要对回撤通道的支护状况和围岩变形量进行实时监测，并通过监测仪器及时将监测数据导出、处理及分析。

2.3.1 巷道受工作面影响状况

根据现场监测可知：当工作面距回撤通道15m位置时，回风巷临近工作面侧煤壁片帮严重，部分锚杆(索)被拉断，锚网破坏；靠近回风巷侧，回撤通道顶板下沉量约0.41m，而另一侧下沉量约0.18m。此处巷道破坏分析见表1。

表1 巷道破坏特征

由上述分析可知，在末采阶段，当巷道受到工作面超前支承压力[13，14]、开采扰动及积水等影响，导致其围岩稳定性变差，促使安设的锚杆(索)锚固能力下降，不能有效地加固围岩，从而造成回风巷及回撤通道围岩出现片帮、顶板下沉等破坏现象。

2.3.2 围岩变形量监测

当工作面距回撤通道50m位置时，开始对预先布置好的C1、C2和C3测点进行围岩变形量监测[15]，结果如图5所示。围岩变形量与工作面推进距离成正相关，在相距50～20m之间，变形量呈缓慢的增长趋势；但在20m左右开始变形量急剧增加，根据现场支架阻力数据分析，在15m位置处工作面发生一次大的周期来压，促使回撤通道围岩变形量急剧增大。

图5 回撤巷表面位移监测曲线

3 回撤通道围岩变形理论分析

随着工作面不断推进，回撤通道与工作面之间的煤体不断减小，实质上形成一个宽度不断减小的矩形煤柱，其对回撤通道的影响主要分为两个阶段：①当工作面剩余煤柱较宽时，其回撤通道稳定性较好，基本不受工作面开采的影响；②当工作面剩余煤柱宽度较小时，回撤通道会受到工作面开采的动压影响，需要对巷道围岩进行加固处理。以下主要分析当回撤通道处于第二阶段时巷道围岩的应力变化特征。

3.1 动压影响下工作面剩余煤柱载荷计算

在回撤工作中，回撤通道在掘出期间和工作面开采阶段都有覆岩运动载荷，当工作面不断向前推进时，其工作面后方的冒落拱会不断向前移动，如图6所示。

图6 工作面采空区上方冒落拱示意图

作用在工作面剩余煤柱的载荷主要由两部分形成：一部分是工作面后方冒落矸石的转移载荷P1；另一部分是预掘回撤通道上方岩石的转移载荷P2。

工作面后方冒落矸石转移到煤柱上的载荷P1[16]为：

式中，γ为覆岩容重，取25kN/m3；H为煤层埋深，取155m；L为工作面剩余煤柱，m；D为支架控顶距，取5.70m；W为工作面后方冒落拱宽度，m；φk为顶板岩层内摩擦角，(°)；fk为岩石坚固性系数。

冒落拱跨度W为：

式中，M为工作面采高，取2.70m；σc为直接顶单轴抗压强度，取25.70MPa。

冒落拱高度h为：

由式(1)—式(3)计算可得：工作面剩余煤柱受到采空区一侧的载荷P1为：

同理，工作面剩余煤柱受预掘回撤通道上方岩石的转移载荷P2为：

式中，a为回撤通道宽度，4.50m。

综上，作用在剩余煤柱上的总载荷P为：

3.2 工作面剩余煤柱应力分布规律

随着采煤工作面逐渐接近回撤通道，剩余煤柱不断减小，当煤柱的平均应力达到极限强度后，煤柱屈服。因此，工作面剩余煤柱的极限强度σp可根据Mark-Bieniaski[17]公式计算：

根据韩家湾煤矿3304工作面的工程条件，由式(7)和式(8)绘制工作面剩余煤柱平均应力变化规律曲线，如图7所示。由图7可知，煤柱平均应力与工作面剩余煤柱宽度成反比，由图7(a)看出，当煤柱宽度不断减小时，煤柱应力的增幅明显不同，煤柱由50m减小至15m时，应力仅增大0.90MPa；煤柱由15m减小至5m时，应力增大2.62MPa。由此得知，当煤柱越小时，应力增幅越快，说明受到工作面超前支承压力的影响越大。由图7(b)看出，煤柱强度与工作面剩余煤柱宽度成正比，当工作面剩余煤柱为2.2m时，两曲线存在交点，此时，煤柱将发生屈服，当煤柱宽度进一步减小时，煤柱强度将低于煤柱应力。

图7 工作面剩余煤柱平均应力变化规律

从以上分析得知，工作面剩余煤柱失稳的危险主要发生在当煤柱发生屈服之后，此时工作面剩余煤柱进入破坏后阶段。即使此时工作面剩余煤柱发生脆性破坏，但由于回撤通道和工作面之间空顶距较小，在回撤通道内部支护和外部支护共同联合支护下，也能够保证工作面的安全回撤。

4 回撤通道围岩控制数值模拟分析

4.1 回撤通道围岩控制方案设计

对回撤通道围岩支护而言，一般可以分为巷道的外部支护及巷道的内部支护两种方式。外部支护主要常见的有单体支护、垛式支护等，内部支护最常见的锚杆(索)、锚网支护方式。3304工作面回撤通道的断面设计为矩形，巷道高3.0m，宽4.5m，根据同煤层回撤通道的围岩控制效果，该巷道将结合两种支护方式对回撤通道围岩进行控制，即采取垛式支架与围岩内部支护形式。回撤通道内部不同支护方案设计见表2。

表2 回撤通道内部支护方案设计

4.2 模型的建立

采用FLAC3D数值模拟软件，以韩家湾煤矿3304工作面回撤通道为研究对象，采取莫尔-库伦模型：四周水平位移约束，下沉自由，底部三个方向位移全部限制，上部为自由边界并施加3.4MPa的均布载荷。计算模型走向长度为400m，倾斜宽度为200m，高155m。数值模型计算中煤岩体的物理力学及支护参数以实验室测试实验为基础，计算参数见表3。

表3 计算参数

4.3 不同控制方案对回撤通道围岩控制效果分析

由现场监测和理论计算分析得知，当工作面煤柱剩余15m时，此时回撤通道受工作面采动影响愈加明显。因此，现对工作面剩余煤柱为15m时，对比三种支护方式对围岩的控制效果，模拟结果如图8—图10所示，当回撤通道受到工作面开采扰动时，原岩应力[16]集中转移到工作面剩余煤柱上，对回撤通道围岩支护效果做出以下分析：

图8 方案一回撤通道围岩控制模拟结果

图9 方案二回撤通道围岩控制模拟结果

图10 方案三回撤通道围岩控制模拟结果

1)由图8—图10塑性区分布特征可知，回撤通道的破坏原因主要有两方面：一方面是受到巷道开挖时应力的重新分布影响；另一方面是由于工作面推进时，受到工作面的开采扰动影响。从而，通过对比方案一和方案二对回撤通道围岩的控制效果，分析可知回撤通道的帮角处受到剪切破坏，方案一中塑性区范围达到1700mm，垂直应力集中在巷帮的2m处，最大达到4.9MPa，巷道围岩承载结构运动载荷较剧烈，导致顶底板移近量最大达到204mm。当对锚杆(索)间排距、型号及锚固剂型号进行调整后，方案二塑性区范围减小900mm，顶部减小500mm，垂直应力增大到5.5MPa，顶底板移近量减小了115mm，较方案一支护情况，围岩变形量较小。

2)对比方案二和方案三可知，当把顶板锚索排距增大200mm时，方案三塑性区范围为1000mm，较方案二增大至200mm，垂直应力最大为5.0MPa，较方案二减小0.5MPa，方案三顶底板移近量较方案二增大71mm。因此，说明在末采阶段，动压影响下的垂直应力会不断转移，当锚杆(索)间排距增大时，难以确保围岩的稳定。

综合分析，在该地质条件下采取方案二的巷道支护方式最优，能够满足工作面安全回撤的要求。

5 结 论

1)工作面末采阶段，通过对回撤通道不同位置处围岩变形量进行监测分析表明：由于受工作面开采扰动的影响，回撤通道临近工作面一侧围岩松动圈范围整体较大，且围岩变形量与工作面推进距离成正相关；当距回撤通道15m位置时，回撤通道顶底板移近量为0.43m，两帮移近量为0.26m。

2)通过对回撤通道围岩变形理论计算分析得出：工作面剩余煤柱的平均应力与煤柱宽度成反比；工作面剩余煤柱的强度与煤柱宽度成正比；当工作面剩余煤柱为2.2m时，煤柱将发生屈服现象，此时煤柱将发生脆性破坏，回撤巷道应采取内外共同支护才能确保回撤工作的顺利完成。

3)通过对回撤通道锚杆(索)的间排距、型号及锚固剂型号进行优化，设计三种不同的支护方案，同时建立数值模型分别对围岩的控制效果进行模拟，结果表明：当工作面剩余煤柱为15m时，采取方案二的支护方式，回撤通道受动压影响最小，再与垛式支架联合控制下，能够保证工作面的安全回撤。